矿井技改竣工首采面（+1286W1111”工作面）作业规程

一、工作面位置、范围、周围采动情况及地面情况

1. 位置： 第一生产水平(+1286m水平)西采区

2. 范围：

东界：3号分区通风上山，

西界：4号分区通风上山，

走向长度110m;

上界：西总回风巷(标高+1364m)，

下界：西中平巷(标高+1286m)，

垂直高度78m。

3. 采面及相邻巷道位置关系：

见图1“采区巷道及工作面布置示意图”。

4. 周围采动情况：

本采面以上是西总回风巷之上的实体煤层，还未开采。本采面以下为西中平巷之下的的实体煤层，也未动采。本采面以东为溶蚀带、薄化尖灭带无开采价值，弃采。本采面以西为实体煤层，以后是本采面的接替工作面。

5. 地面情况：荒坡野岭、荆棘杂草。

二、地质情况

1. 煤层厚度、倾角、可采储量

厚度：0.3～1.0m，平均0.7m;

倾角：一般55°～65°，平均60°;

容重：1.40t/m3;

地质储量 9.0 kt，可采储量：7.6kt。

2. 煤层顶底板岩性及水文地质情况

矿区位于七曜山背斜西翼。岩层总体倾向314°～355°，倾角38～44°，呈单斜构造，断裂少见，构造简单。

矿区的含煤地层为二叠系上统吴家坪组(P2W)，开采煤层1层，代号为K1，平均倾角42°，平均厚度0.5m。但本采面一带，煤层平均倾角有60°，平均厚度达0.7m。

煤层顶板：伪顶为炭质页岩，厚0～0.1m不稳定;直接顶为泥质页岩，一般厚度2.5m，较稳定;老顶为厚～中厚层状燧石灰岩，一般厚度57m。煤层顶板以泥质灰岩、燧石灰岩为主。

煤层底板：为铝土岩，厚1～3m，平均2m，遇水易软化膨胀。为K1煤层的标志层。

3.煤质情况

K1煤层呈黑色，条痕呈黑褐色至黑色，煤的宏观煤岩类型为半暗型和半亮型，少量暗淡型，不含矸石。根据重庆地质矿产研究院2010年8月分析检验，其煤质分析结果为：

水分：0.96%Mad; 灰分：33.44%Ad;

挥发分：14.26%Vdaf; 固定碳：57.07%FCd;

焦渣特征：2(1-8)。 全硫：6.67%St,d。

K1煤层属中高灰、高硫、高热值无烟煤，可作动力用煤、发电用煤、水泥用煤、化肥厂用煤和民用煤。

三、水文地质情况

(一)水文条件

矿井内无大的地表水体，地表冲沟水流量随季节变化而变化，雨季地表水大多沿冲沟排出区外。部分再沿岩溶漏斗、裂隙渗入地下。地下水补给以岩溶漏斗、裂隙侧向补给为主，成为矿井主要充水水源。另F1断层已出露地表，由于切割强烈，易形成断层导通水。

(二)含、隔水层

1.含水层

矿区三叠系下统大冶组(T1d)、二叠系上统长兴组(P2c)、二叠系下统茅口组(P2m)基本为石灰岩，岩溶裂隙导通形成地下水，是矿区的主要充水水源。

2.隔水层

相对隔水层为二叠系上统大隆组(P2d)、二叠系上统吴家坪组(P2W)下段，由页岩、泥岩、钙质页岩、煤层、铝土岩组成，岩层稳定，隔水性良好，为相对的隔水层。

3.地下水补给、径流、排泄条件

矿区内有一条自然冲沟，矿区为斜坡地形，有利于地表水体排泄。地下水以岩溶裂隙水为主，裂隙水次之，大气降水为区内地下水主要补给水源，矿区隔水层分布范围大，含水层厚度及出露面积小，不利于大气降水的补给。次为老窑积水，具有明显的季节性。

4.矿井充水因素

根据矿山地貌及地质情况，矿井充水以大气降雨为辅，以岩溶裂隙侧向补给充水为主。雨季大气降雨大部分沿地表冲沟排出区外，部分沿岩溶漏斗、节理、裂隙渗入地下。在采掘过程中，当煤层底板揭穿后，灰岩中的岩溶裂隙、漏斗水侧向补给渗入矿井，对采矿有一定影响。其次，老窑和采空区积水也是矿井充水的一个重要因素。

矿井老窑和采空区基本无积水，因为开采煤层极薄，矿井采后又及时填充，矿井开拓方式为平硐开拓，矿井水基本上从平硐流出地面，使矿井空区积水空间很小，仅有低凹井巷处可能有积水，但对矿井威胁不大。

矿井附近有几个老窑井筒，其开拓方式为平硐开拓，开拓井巷很短，老窑井巷水沿平硐流出，老窑井巷基本无积水，对矿井威胁不大。

5. 矿井涌水量

正常涌水量20m3/min; 最大涌水量40m3/min。

四、 采区生产系统

(一)运输系统

1.运煤

工作面的煤炭靠自重和借助搪瓷槽自溜到底部煤仓及存煤楼眼，由人力装车。

工作面运输巷(西中平巷)使用柴油机车运煤，其参数为：

型号：CCGU5003; 功率：44.8 KW;

转速：250 r/min; 最大牵引力：7 KN。

2.运矸运碴

与运煤方式相同。

3.运料

工作面使用的支护材料用专用材料车装载，使用CCG3/600型的矿用防爆钢轮普轨牵引机车(功率11 KW，最大牵引力4.7 KN)牵引到工作面上安全出口附件的回风卸载，再用人力转运到采煤工作面。

(二)通风系统

1. 工作面通风方式

工作面为“U”型上行式通风方式。

2. 工作面风量配备

(1) 需风量计算

1)按同时作业最多人数计算

Q需=4Nk

式中:Q需—工作面所需风量m3/min。

4—按《规程》规定，有效风量每人不少于4 m3/min

N—同时工作的最多人数，取12。

K—风量备用系数：取1.2。

代入公式计算，得：

Q需 = 4×12×1.2 = 57.6(m3/min)

2)按瓦斯涌出量计算

Q需 = 100×QCH4×KCH4/C

式中: Q需—采煤工作面所需风量，m3/min;

QCH4—采煤工作面瓦斯平均绝对涌出量，m3/min，本工作面参照技改前本矿常规情况，取0.3 m3/min;

K CH4—采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数：取1.4;

C—采煤工作面风流中允许瓦斯浓度：取1.0﹪。

代入公式计算，得：

Q需 = 100×0.3×1.4/1.0=42(m3/min)

3)按工作面良好的气候条件计算

Q需 = 60V采S = 60V采mbk

式中：Q需—采煤工作面所需风量， m3/min;

V采—保证采面良好气候的风速：取0.8m/s;

m—采煤工作面平均采高：本采面为0.7m;

b—采煤工作面平均控顶距：本采面为4.0m。

k—风量备用系数：取1.2。

代入公式计算，得：

Q需 = 60×0.8×0.7×4.0×1.2 = 161.28≈162(m3/min)。

4)按工作面一次起爆的炸药量计算

本采面是风镐落煤，不是爆破落煤，所以这种计算不进行。

5) 取上面几种计算方法的大值：

Q需 = 162m3/min。

6)按规定风速进行验算

根据规程规定，15S≤Q掘≤240 S

15S=15×2.8=42

240S=240×2.8=672

因为15S=42≤Q掘=162≤240S=672

所以Q掘=162m3/min符合要求。

(2)风量配备

按Q =162m3/min配备。

3.工作面风速

根据0.7m的煤层平均厚度和风镐落煤工艺，工作面风速控制在0.8～1.0m/s;

4. 通风路线

风流路线为：

中平硐井口→中平硐→西中平巷→采煤工作面下安全出口→采煤工作面→采煤工作面上安全出口→西总回风巷回风石门→西总回风巷→回风平硐→引风道→主扇风机→风井地面。

(3)采区排水系统

矿井为平硐开拓，所以采区排水系统简单，矿井水由中平巷、中平硐和总回风巷、回风平硐的水沟自流排出地面。

(4)采区供电系统

矿井主电源为石柱东向坡供电站，备用电源为本矿的250KW柴油发电机。技改工程对原矿井供电系统进行了改造，实行了高压下井，井下供电变压器容量为250KWA，中央变电所位于中平硐八字口附件。 本采区的用电由中央变电所供给，电压等级为660V。

五、采煤方法和回采工艺

(一)采煤方法

采煤方法：俯伪斜短壁采煤法(正台阶采煤法);

落煤工艺：风镐落煤;

支护方式：木支柱戴帽顶柱支护;

工作面煤炭运输方式：靠自重和借助搪瓷梭槽自溜;

顶板管理方法：全部垮落法或缓慢下沉法;

台阶的布置结构和支护参数如图2所示。

(二)回采工艺

1. 采高、落煤方式、装运煤方式

采高：0.7m;

落煤方式：风镐落煤，边采边支;

回采工艺流程：

准备、作业前检查和排隐患→风镐采煤→支护→放煤→回柱→清理存煤及堆码材料→工程质量验收(坚持边采边支，放煤有时要进行2次以上)。

装运煤方式：工作面煤炭自溜到底部煤仓和楼眼储存，人力在中平巷装车，矿车为载重1t的V形翻斗式矿车，中平巷运煤为“CCGU5003”型柴油机车。

2. 顶板管理

正常情况下，采面使用木支柱戴帽顶柱支护;排距0.8m，柱距0.6～0.8m;柱径≥10cm，帽宽≥10cm，帽厚≥3cm。

对顶板破碎地段及厚煤带，采用密集或棚腿支护。密集支柱的间距0.25～0.3m。棚腿支护的间距≤1.0m，柱梁材径≥12cm，对破碎顶板必须插板背帮，对厚煤松软带必须插板锁帽。

(4)上下出口的支护结构、规格

木支柱，戴帽顶柱支护，柱距≤100cm，柱径≥10cm;顶底板破碎带、煤质松软带、厚煤带采取木料架厢支护，辅以板材背帮、背顶。厢柱间距≤1.0m，柱梁直径≥12cm。

3. 采空区处理

(1)采空区处理方法

在煤层较厚的地方，用人力回柱，全部垮落法和矸碴充填法管理顶板，处理采空区。煤厚小于0.5m时回柱放顶操作困难，且回收的支柱复用率很低，可以不予回柱，用缓慢下沉法处理采空区。

回柱放顶形式见图3。

(2)底煤复采时，再生顶板的形成方法

煤层平均厚度只有0.7m，不存在底煤复采，因此不会形成再生顶板。

六、工程质量及文明生产

(一)采面工程质量要求

1. 采面“三直一平两畅通”，煤壁直，不留顶煤和底煤，无伞檐。

2. 工作面支柱完好，支护密度(走向排距和纵向点距)符合要求;支柱横向成直线，纵向成直线，存煤小巷的脚踏柱和其上面的密集柱斜向成直线;支柱要有迎山角;支柱顶端应垫板(戴帽)，底端坚硬时应挖柱窝，破碎时要垫板(穿鞋)。

3. 搞好厚煤带、顶底板破碎带、巷道口与采面交汇带的特殊支护，措施有密集支护、丛柱支护、架箱(棚腿)抬梁背板锁顶支护、木垛支护、煤柱支护等。

4. 强化工作面上、下出口的支护，支护长度不得少于20m，巷道净高不得小于1.6m，且要求畅通无阻。

5. 及时补打掉落和折损的支柱。

(二)文明生产要求

1. 工作面管线摆放有序，材料及回收支柱堆码整齐，且不影响行人、通风和放煤。

2. 楼眼及放煤口支护牢固，无空帮空顶。

3. 巷道及放煤楼口附近巷道无积水，浮煤当班铲装干净，浮渣矸块另外装车及时运出井外，回收材料堆码整齐且不妨碍运输、行人和排水。

4. 作超前进风眼和掘进工作面上、下安全出口时，电缆风筒吊挂整齐。

七、劳动组织及正规循环图表

1. 作业形式

采煤工作面采用“三·八”制作业制度，两采一准(两班采煤，一班维修、准备及送料)的劳动组织形式，工作面主工序为流水作业，运煤、拉料由其他车间(班组)完成，与主工序平行作业或参插进行。

2. 作业人员定员表

序号工 种班 次 及 人 数

一班二班三班合计

1安全及瓦斯检查112

2风镐采煤和支护121224

3送料224

4班组管理112

5合计161632

3、工作面正规循环作业图表

图表见下页。

工作面正规循环作业图表

工 作 内 容需用

时间

(分)时间顺序安排(小时)

早班中班夜班

8 16 24(0) 8

班前准备检查及排隐患30

风镐采煤及支护360

采后检查及质量验收60

转煤运煤420

井口装料30

送料390

工具收拾30

七、回采工作面技术经济指标

序号项 目单位数量序号项 目单位数量

1工作面长度m759日产量t100

2煤层平均厚度m0.710出勤人数人32

3采 高m0.711回采工效吨/工班3.1

4落煤方式风镐12炸药消耗Kg/kt

5支架形式木支柱13雷管消耗发/kt

6顶板管理方法缓慢下沉法14坑木消耗m 3/Kt17

7日循环数次215回采率%95

8循环进度m0.816含矸率%≤5

八、避灾路线图及特殊安全技术措施

(一)避灾路线图

首采面(“W1K111”工作面)的避灾路线是：

1. 避瓦斯、煤尘及火灾的路线

工作面事故地点→工作面下安全出口→西中平巷进风石门→西中平巷→中平硐→中平硐井口→地面。

2. 避水灾的路线

工作面事故地点→工作面上安全出口→西总回风巷回风石门→西总回风巷→回风平硐→风井井口→地面。

本采面避灾路线的直观情况见图4所示。

(二)特殊安全措施及注意事项

1. 台阶采煤过程中，溜煤小巷的存煤不宜过多，避免堵断风路，或使过风断面太小，导致工作面风量不足和瓦斯浓度超限。需要放煤时，必须请示跟班班长或安全员，听到指令后方能放煤。

2. 检查人员由溜煤小巷上下时，必须呼应上下短壁的作业人员，获得同意后才能上下。

3. 加快西中平巷和西总回风巷的掘进速度，保证足够的准备煤量。及时做好超前分区通风上山，实施分风通风，做到采煤、掘进互不干扰。

4. 加强中平硐、西中平巷的轨道和机车、矿车的维护，保障运输安全顺畅，确保矿井原煤产量任务完成。

6. 回采结束不再使用的废旧楼眼和石门，必须及时密闭。对于西中平巷(+1290m水平)的楼眼或石门的揭煤处，还应严密背锁，如此有利于延深水平开采时利用。

九、安全技术措施

1. 严格执行入井检身制和现场交接班制度，认真坚持领导下井带班制度。

2. 严格执行敲帮问顶制度，开工前，班长和安全员必须对工作面进行一次全面检查，确认无危险时，才准工人进入工作面。

3. 回采工作面严禁使用折损和直径不足10cm的坑木。

4. 回采工作面必须保持上、下两个安全出口，安全出口的高度不得小于1.8m。应经常维修支护，保持畅通。

5. 搞好厚煤带、顶底板破碎带、巷道口与采面交汇带的特殊支护，措施有密集支护、丛柱支护、架箱(棚腿)抬梁背板锁顶支护、木垛支护、煤柱支护等。

6. 回收支柱时，操作人员严禁进入采空区无柱侧，并由有经验的工人观察顶板，一旦情况有异，应立即通知回柱人员进行补救措施或停止回柱。

7. 支柱必须及时回收，初次放顶时，矿生产技术负责人、生产科长必须亲临现场，空区面积暴露过大，顶板未冒落时，应强制放顶。

8. 各工种人员持证上岗，各司其职，各负其责。

9. 坚持领导下井带班制度，管理人员要加强现场监督管理，发现问题及时汇报。

10. 初期来压和周期来压时必须按制定的特殊安全回撤措施进行作业，各级生产技术部门及负责人亲临现场组织施工。

十、会审意见和会审时间(签字)

施工人员学习签名

序号姓 名时 间序号姓 名时 间